RU2055646C1 - Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов - Google Patents

Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов Download PDF

Info

Publication number
RU2055646C1
RU2055646C1 RU94013882/03A RU94013882A RU2055646C1 RU 2055646 C1 RU2055646 C1 RU 2055646C1 RU 94013882/03 A RU94013882/03 A RU 94013882/03A RU 94013882 A RU94013882 A RU 94013882A RU 2055646 C1 RU2055646 C1 RU 2055646C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
gold
concentrate
flotation
collective
sulfide
Prior art date
Application number
RU94013882/03A
Other languages
English (en)
Other versions
RU94013882A (ru
Inventor
Сергей Иванович Иванков
Юрий Борисович Макаров
Елена Ивановна Любимова
Зинаида Макаровна Шуленина
Светлана Ивановна Ануфриева
Николай Федорович Иванов
Анатолий Николаевич Замотаев
Борис Алексеевич Морозов
Original Assignee
Сергей Иванович Иванков
Юрий Борисович Макаров
Елена Ивановна Любимова
Зинаида Макаровна Шуленина
Светлана Ивановна Ануфриева
Николай Федорович Иванов
Анатолий Николаевич Замотаев
Борис Алексеевич Морозов
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Сергей Иванович Иванков, Юрий Борисович Макаров, Елена Ивановна Любимова, Зинаида Макаровна Шуленина, Светлана Ивановна Ануфриева, Николай Федорович Иванов, Анатолий Николаевич Замотаев, Борис Алексеевич Морозов filed Critical Сергей Иванович Иванков
Priority to RU94013882/03A priority Critical patent/RU2055646C1/ru
Publication of RU94013882A publication Critical patent/RU94013882A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2055646C1 publication Critical patent/RU2055646C1/ru

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Использование: обогащение полезных ископаемых, флотация руд. Сущность изобретения: проводят гравитационное разделение с получением золотосодержащего концетрата и гравитационных хвостов. Последние подвергают коллективной сульфидной флотации в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя. Получают коллективный концентрат и хвосты. В коллективную сульфидную флотацию дополнительно вводят соду. В качестве вспенивателя вводят Т - 80. Соотношение бутилового ксантогената, соды и Т - 80 составляет от 1,0 : 28,0 : 0,7 до 1,0 : 32,0 : 0,9. Коллективный концентрат подвергают селективной флотации с получением товарных концентратов. Золотосодержащий концентрат подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т - 80 при их соотношении от 1,0 : 75,0 : 0,1 : 0,5 до 1,0 : 100,0 : 0,15 : 0,6. Коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм от 40 до 50%. Флотационную доводку золотосодержащего концентрата проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм. 2 з. п. ф-лы, 1 ил, 3 табл.

Description

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при переработке как сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд, так и при доизвлечении золота, серебра и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов.
Проблема доизвлечения золота, серебра и цветных металлов из складируемых отходов (лежалых хвостов) полиметаллических комбинатов связана со сложностью разделения золотоносных сульфидов (в основном, халькопирита и пирита), в состав которых входит золото, от минералов пустой породы, с одной стороны, а также золотосодержащих медных минералов от пирита, с другой. Значительные потери золота сосредоточены в хвостах сульфидной флотации, что увеличивает ценность отходов полиметаллических комбинатов, с одной стороны, но усложняет процесс селекции цветных металлов и золота при их переработке с другой.
Известен способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий флотацию в присутствии соды, сернистого натрия, амилового ксантогената и соснового масла [1]
Однако по известному способу извлечение золота в коллективный сульфидный концентрат не превышает 50-55% ввиду его депрессии сернистым натрием, а главное отсутствием предварительной гравитации для выделения свободных золотин и крупных богатых сростков их с сульфидами.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предложенному является способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий гравитационное разделение с получением золотосодержащего концентрата и гравитационных хвостов и последующую коллективную сульфидную флотацию гравитационных хвостов в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов [2]
По этому способу извлечение золота в коллективный концентрат из полиметаллических золотосодержащих руд cоставляет 75-80% однако при переработке золотосодержащих складируемых отходов горнообогатительных полиметаллических комбинатов использование этого способа менее эффективно, ввиду больших потерь золота в хвостах процесса переработки и с пиритным продуктом, металлургическая переработка которого чрезвычайно сложна.
В связи с этим в разработанной технологии доизвлечения золота и цветных металлов из складируемых отвалов основной упор делается на концентрацию золота в медном, цинковом и гравитационном концентратах.
Цель изобретения повышение извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогательных комбинатов за счет повышения интенсивности и селективности процесса при одновременном снижении содержания серы в золотом концентрате.
Поставленная цель достигается тем, что в способе обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающем гравитационное разделение с получением золотосодержащего концентрата и гравитационных хвостов и последующую коллективную сульфидную флотацию гравитационных хвостов в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата, и хвостов, в коллективную сульфидную флотацию дополнительно вводят соду, в качестве вспенивателя вводят Т-80, при этом соотношение бутилового ксантогената, соды и Т-80 составляет от 1:28:0,7 до 1:32:0,9, коллективный концентрат подвергают селективной флотации с получением товарных концентратов, а золотосодержащий гравитационный концентрат подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:75:0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6, при этом коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм от 40 до 50% а флотационную доводку гравитационного концентрата проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм.
На чертеже представлена схема осуществления способа.
Исходный продукт (складируемые отвалы горнообогатительного комбината) крупностью -0,5 мм поступает на гравитационное обогащение (концентрационные cтолы) с получением золотосодержащего концентрата, промпродукта, хвостов и шламов. Далее промпродукт, хвосты и шламы гравитации после их доизмельчения при крупности не более -0,2 мм и содержании 40-50% класса менее -0,074 мм поступают на коллективную сульфидную флотацию, которая проводится в присутствии бутилового ксантогената (100 г/т), соды (2800-3200 г/т) и Т-80 (70-90 г/т) при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:32:0,9.
Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов позволяет в значительной мере активировать свободное золото, золотосодержащие медные и цинковые минералы при эффективном выделении их в пенный продукт коллективной сульфидной флотации. При наличии в исходном материале золотосодержащего пирита ему в этом случае также создаются благоприятные условия для флотации.
Коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат после доизмельчения до 0,074 мм (50-60%) содержания класса менее 0,044 мм) поступает на селективную флотацию, которая проводится в присутствии сернистого натрия, цинкового и медного купороса и извести с получением товарных медно-золотого и цинкового концентратов и камерного пиритного продукта.
Гравитационный золотосодержащий концентрат после доизмельчения при содержании 95% класса менее 0,044 мм подвергался флотационной доводке с целью отделения от пирита в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:75:0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6. При этом в пенном продукте сосредотачиваются свободное золото, золотосодержащие медные минералы и сфалерит, а в камерном пирит с содержанием серы не менее 46-49%
Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов при установленной тонине помола позволяет эффективно провести селективную флотацию свободного золота и золотосодержащего халькопирита от пирита, который ввиду чрезвычайно тонкого помола (95% класса менее 0,044 мм) полностью освобожден от сростков с золотом.
Таким образом, для повышения интенсивности и селективности процесса извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных комбинатов, при одновременном отделении их от пирита необходимо совместное использование двух флотационных операций в оптимальных режимах коллективной сульфидной флотации при крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) в присутствии бутилового ксантогената, соды и Т-80 при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:30:0,9 и флотационной доводке гравитационного золотосодержащего концентрата при крупности менее 0,044 мм (95% содержания данного класса) в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:75:0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6.
Примеры конкретного осуществления описываемого способа.
l. Коллективная сульфидная флотация (табл. 1).
Исследованию подвергался объединенный продукт предварительного гравитационного обогащения (промпродукт, хвосты и шламы), содержащий 0,75-0,77 г/т золота.
П р и м е р 1 (известный).
Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии бутилового ксантогената (200 г/т) и Т-80 (100 г/т). При этом золото извлекается в пенный продукт на 75,3% (от операции).
П р и м е р 2 (предлагаемый способ).
Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии бутилового ксантогената и Т-80. В процесс дополнительно вводят соду при соотношении бутилового ксантогената, соды и Т-80 1:28:0,7.
При этом золото извлекается в пенный продукт на 88,4% (от операции). По сравнению со способом прототипа извлечение золота повышается на 13,1% за счет благотворного действия соды на свободные золотины в присутствии собирателя и вспенивателя при их определенном соотношении.
П р и м е р 3 (предлагаемый способ).
Условия опыта 2, по соотношению реагентов 1:32:0,9. При этом золото извлекается на 89,7% (от операции).
П р и м е р 4 (предлагаемый способ).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:30:0,8. При этом золото извлекается на 90,5% (от операции).
П р и м е р ы 5-8 (предлагаемый способ).
Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в коллективной сульфидной флотации нижний и верхний пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:28:0,7 до 1:30:0,8.
П р и м е р ы 9-13 (предлагаемый способ).
Условия опыта 4, при этом тонина помола перед коллективной флотацией изменялась от 30 до 60% содержания класса менее 0,074 мм. Экспериментально установлено, что оптимальная тонина помола составляет 40-50% содержания класса менее 0,074 мм.
II. Флотация гравитационного золотосодержащего концентрата (табл. 2).
Выделенные гравитационным обогащением золотосодержащий концентрат (20-30 г/т золота) по минералогическому составу содержит до 88% пирита, который в дальнейшем резко затрудняет металлургическую переработку и получение металла. В связи с этим по предложенному способу была введена операция флотации гравитационного золотосодержащего концентрата с целью освобождения его от пирита и повышения концентрации золота. Исследованию подвергался золотосодержащий гравитационный концентрат с содержанием 20-22 г/т золота и 36-38% серы, который после доизмельчения до класса менее 0,044 мм поступал на флотацию меди и золота.
П р и м е р 1 (по способу-прототипу).
В известном способе (прототип) операция флотации гравитационного концентрата не проводилась, поэтому мы можем сравнивать только данные непосредственно гравитации содержание золота 21,2 г/т при извлечении 100% (от операции), содержание серы 38,5% при извлечении 100% (от операции).
П р и м е р (по предлагаемому способу).
Гравитационный золотосодержащий концентрат (21-22 г/т золота) подвергают доизмельчению до крупности 95% класса менее 0,044 мм и последующей флотации в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении 1:75:0,1:0,5.
При этом в пенный продукт выделен золотой концентрат при содержании золота 82,4 г/т, серы 4,31% при извлечении, соответственно, 93,6, 2,7 (от операции). По сравнению с прототипом содержание золота повысилось в четыре раза, содержание серы снизилось в девять раз при незначительном снижении извлечения золота (на 6,4% ) и резком снижении серы (на 97,3%) в золотом концентрате. Таким образом в результате селективной флотации золота от пирита резко возросло качество золотого концентрата при одновременном снижении в нем серы, что значительно упрощает дальнейшую металлургическую переработку концентрата и выплавку металла.
П р и м е р 3 (по предлагаемому способу).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:85:0,12:0,55. При этом в золотой концентрат, содержание в котором золота 81,6 г/т, серы 8% извлекается 95,2% золота и 5,2% серы (от операции).
П р и м е р 4 (по предлагаемому способу).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:100:0,15:0,6. При этом в золотой концентрат, содержание в котором золота 79,9 г/т, серы 10,3% извлекается 95,6% золота и 6,8% серы (от операции).
П р и м е р ы 3-8 (по предлагаемому способу).
Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в селективной флотации нижний и верхний пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:75: 0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6.
П р и м е р ы 9-13 (по предлагаемому способу).
Условия опыта 3, при этом тонина помола перед селективной флотацией изменялась от 50% содержания класса менее 0,044 мм до 98% Экспериментально установлено, что оптимальная тонина помола составляет 95% содержания класса менее 0,044 мм.
Сводные показатели обогащения отходов горно-обогатительных комбинатов по прототипу и предлагаемому способу представлены в табл. 3.
Исходя из анализа полученных результатов, можно сделать вывод, что использование предложенного способа при обогащении лежалых отходов горно-обогатительных комбинатов позволяет по сравнению с прототипом:
повысить извлечение золота в суммарный золото-медный концентрат на 22,7% меди на 15,8% при этом качество концентрата по золоту повышено в 1,9 раза, по меди в 1,6 раза,
повысить извлечение цинка в цинковый концентрат на 3,9% при этом качество концентрата повышено в 1,4 раза,
снизить содержание серы в медно-золотом концентрате с 33,7% до 13,8% что резко снижает затраты на последующий металлургический передел этого концентрата.

Claims (3)

1. СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И ПРОДУКТОВ, включающий гравитационное разделение с получением золотосодержащего концентрата и гравитационных хвостов и последующую коллективную сульфидную флотацию гравитационных хвостов в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, отличающийся тем, что в коллективную сульфидную флотацию дополнительно вводят соду, а качестве вспенивателя вводят Т-80, при этом соотношение бутилового ксантогената, соды и Т-80 составляет от 1,0 : 28,0 : 0,7 до 1,0 : 32,0 : 0,9, коллективный концентрат подвергают селективной флотации с получением товарных концентратов, а золотосодержащий концентрат подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1,0 : 75,0 : 0,1 : 0,5 до 1,0 : 100,0 : 0,15 : 0,6.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм от 40 до 50%.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что флотационную доводку золотосодержащего концентрата проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм.
RU94013882/03A 1994-04-28 1994-04-28 Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов RU2055646C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94013882/03A RU2055646C1 (ru) 1994-04-28 1994-04-28 Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94013882/03A RU2055646C1 (ru) 1994-04-28 1994-04-28 Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU94013882A RU94013882A (ru) 1995-12-27
RU2055646C1 true RU2055646C1 (ru) 1996-03-10

Family

ID=20154902

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU94013882/03A RU2055646C1 (ru) 1994-04-28 1994-04-28 Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2055646C1 (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106513181A (zh) * 2016-11-22 2017-03-22 广西大学 一种硫化矿含金矿石的浮选方法
RU2624497C2 (ru) * 2015-12-24 2017-07-04 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" (ООО "НВП Центр-ЭСТАгео") Способ флотации упорных труднообогатимых руд благородных металлов

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Лодейщиков В.В. и др. Рациональное использование серебросодержащих руд. М.: Недра, 1973, с.209. Лодейщиков В.В. и др. Рациональное использование серебросодержащих руд. М.: Недра, 1973, с.210. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2624497C2 (ru) * 2015-12-24 2017-07-04 Общество с ограниченной ответственностью "НВП Центр-ЭСТАгео" (ООО "НВП Центр-ЭСТАгео") Способ флотации упорных труднообогатимых руд благородных металлов
CN106513181A (zh) * 2016-11-22 2017-03-22 广西大学 一种硫化矿含金矿石的浮选方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Rashchi et al. Anglesite flotation: a study for lead recovery from zinc leach residue
AU2011318686B2 (en) A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores
US5171428A (en) Flotation separation of arsenopyrite from pyrite
Gül et al. Beneficiation of the gold bearing ore by gravity and flotation
CN110369122B (zh) 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法
RU2542072C1 (ru) Способ повышения контрастности поверхностных свойств сульфидных минералов золотосодержащих руд
RU2403296C1 (ru) Способ комплексной переработки лежалых хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд
Umarova et al. Study on the enrichment of polymetallic ores of the deposit Handiza
CN112934479A (zh) 一种组合抑制剂及微细粒铜锌混合精矿浮选分离方法
RU2311232C2 (ru) Способ переработки кобальтоносных железо-марганцевых океанических образований (его варианты)
US4246096A (en) Flotation process
RU2055646C1 (ru) Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов
O'Connor et al. The practice of pyrite flotation in South Africa and Australia
CN115007309B (zh) 一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法
CN115254395B (zh) 一种锌尾矿中砷硫分离的方法
RU2055645C1 (ru) Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов
AU567492B2 (en) Process for the selective separation of base metal sulphides and oxides contained in an ore
RU2339456C2 (ru) Способ обогащения золотосодержащих руд
CN113751180A (zh) 一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法
RU2100090C1 (ru) Линия обогащения упорных золотосодержащих руд
RU2658421C1 (ru) Способ извлечения металлов из комплексного минерального рудного сырья
RU2074031C1 (ru) Способ переработки пиритсодержащих хвостов мокрой магнитной сепарации сульфидно-магнетитовых руд
CN112619889B (zh) 一种铜镍矿选铜镍的方法
US3759386A (en) Methods for flotation of ores
RU2426596C1 (ru) Способ флотационного извлечения золота при обогащении золотосодержащих глинистых песков

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20040429